锚杆支护巷道临时支护强度分析

２ｏ０８年第４期　煤　炭　科　技　Ｎｏ．４　２００８　ＣＯＡＬ　ＳＣＩＥＮＣＥ＆ＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹ　ＭＡＧＡＺＩＮＥ　文章编号：１００８—３７３ｌ（２００８）ｏ４—００３３＿０３　囱霈爨汐　略回爨汐固瞎　薪　李堂　（贵州枣矿能源公司，贵州贵阳５５０ｏｌ４）　摘　要：从临时支护设施的安全防护和围岩早期维护两个基本功能入手，分析了巷道开挖后　的围岩状态　引用围岩松动圈理论。分析了临时支护、永久支护和围岩变形的关系，认为锚杆　支护巷道临时支护强度不应大于锚杆的初锚力。从而提出了现阶段锚杆支护巷道临时支护强　度的设计依据　关键词：临时支护强度：围岩松动圈；初锚力；预紧扭矩　中图分类号：ＴＤ３５３＋．６　文献标识码：Ｂ　《煤矿安全规程》规定：“掘进工作面严禁空顶作　这两个基本功能人手．分析确定临时支护应承受的　业　”因此．临时支护是掘进工作面的指令性程序。　荷载。　临时支护就是在井巷施工中．在掘进工作面架　１安全防护方面　设永久支护之前架设的维护巷道安全和工作空间的　种ｌ临时支架．用以避免出现岩石冒落，保护掘进施　１．１　巷道开挖后的围岩状态　一工人员的安全；同时改善维护巷道的条件，为永久支　巷道开挖后．巷道围岩应力会重新分布。当围岩　护创造良好的工作条件　部分临时支护在适当时机　强度大于围岩应力时．围岩处于弹性状态，仅发生弹　性形变。能保持自稳。这种情况下理论上巷道不需要　可改为永久支护。井巷临时支护有锚杆支护、锚喷支　进行支护。　护、金属拱形支护、金属拱形无腿支护、梯形支护、前　当围岩强度小于围岩应力时．巷道周边围岩发　探支护、盘式支护及单体支柱支护等多种形式　】ｃ　生破坏并向岩体深部转移而出现围岩松动圈。围岩　临时支护是应能承受一定荷载的安全设施。基　松动圈理论基于对围岩状态进行深入研究后．发现　本功能是安全防护和围岩临时维护。合理确定荷载　松动圈的厚度值　。是围岩应力与围岩强度的复杂　的大小是设计临时支护的前提　由于围岩性质和应　函数。大小反映了支护的难易程度。而且大量的相似　力状态的复杂多变．从理论上精确计算临时支护荷　模拟试验及现场实测表明．它与煤矿巷道的跨度（一　载数值是极其困难的。所以，目前掘进工作面临时支　般３～７　ｍ范围、及有无支护等关系不大。围岩松动　护存在的最大问题是强度设计缺乏依据。　圈根据松动圈厚度分为小、中、大三类，巷道围岩分　本文拟从临时支护的安全防护和围岩临时维护　类与稳定状态见表１。　表１　围岩分类与稳定状态　围岩类别　分类名称　松动圈范围　巷道围岩稳定状态　，ｍｍ　（３～７ｍ跨度）　小松动圈　ｌ　稳定围岩　Ｏ～４０ｏ　围岩稳定．长期不支护无碎块掉落现象　Ⅱ　较稳定围岩　４ｏ０一ｌ　０（）ｏ　围岩基本稳定．较长时间不支护会出现小块掉落　中松动圈　Ⅲ　一般围岩　ｌ　Ｏｏｏ—ｌ　５００　能稳定一个月以上．会产生局部岩块掉落　Ⅳ　一般不稳定围岩　ｌ　５０ｏ～２　ｏ（）ｏ　围岩的稳定时间仅几天　大松动圈　Ｖ　不稳定围岩　２　ｏ（）ｏ一３００ｏ　围岩极易产生冒顶片帮　Ⅵ　极不稳定围岩　＞３　Ｏ０ｏ　围岩变形在一般支护条件下无稳定期　煤炭通过大量的试验与现场观测．松动圈理论认为　松动圈在巷道开挖后瞬间已形成．其范围和变形程　度随着时间的推移而改变　巷道开掘后即时形成的　是岩体瞬时强度条件下的松动圈数值　。随着时间　的延长和岩体长时强度的降低．松动圈也将进一步　扩展．最终达到长时强度条件下稳定的松动圈数值　。即时松动圈　一般为最终稳定松动圈数值　。的　６０％～９０％　岩石硬时百分比高．岩石软则百分比较　低。小松动圈围岩的碎胀蠕变期约３～７　ｄ；大松动　圈围岩的碎胀蠕变在支护合理的条件下具有收敛　性，蠕变稳定期一般为ｌ～３个月．长的３　６个月。　在正常的掘进作业循环内．巷道开挖后，永久支护形　成之前要进行安全检查、敲帮问顶、临时支护、扒装　出矸等几道工序，耗时约２～４　ｈ。与松动圈的蠕变　期相比．这段时间是相当短的。　再考虑到掘进头的“空间效应”，即：由于受到掘　进头端面的约束．工作面附近的围岩不能充分发展　其瞬间位移．这种现象称为工作面的“空间效应”．其　范围约为１　１．５倍巷道宽度　鉴于以上因素．巷道开挖后．在永久支护形成之　前，Ｉ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ类围岩基本处于相对稳定状态。围　岩的收敛变形会缓慢地进行．但不会发生大面积冒　顶片帮现象。Ｖ、Ⅵ类围岩应超前支护配合并使用Ｉ临　时支护等措施　因此．从安全防护角度上．临时支护主要是防止　嵌顿岩块及离层岩层脱落造成安全事故．所承受的　荷载主要是部分松动围岩产生的自重力　１．２临时支护荷载估算　煤科院建井所段振西教授提出了以围岩变形量　大小分类围岩的理论．即以变形量的大小来确定巷　道支护应承受的压力　由于在不支护条件下观测围　岩的变形量．现场应用起来很不方便．因此该理论现　场应用有一定的局限性　但该理论充分考虑了岩石　强度、围岩应力等多种因素造成的围岩变形．对工程　应用有一定的指导意义　本设计根据该理论确定的　围岩分类标准．估算临时支护承受的荷载。该理论把　变形量在５０～２０Ｏ　ｍｍ范围内的围岩划为Ⅳ类围　岩　假设这２００　ｍｍ厚的岩石全部脱落．参考煤矿常　见的石灰岩、砂岩、泥岩等岩石密度，取２　５００　ｋ　ｍ，　估算．则单位面积上由脱落岩石自重产生的荷载为　４．９　ｋＮ／ｍ　。　Ｉ、Ⅱ、Ⅲ类围岩变形产生的自重荷载小于这　个数值．Ｖ类以上围岩应采取超前支护措施控制顶　板。考虑到开挖后形成的活矸及离层岩层在敲帮问　科技　２ｏｏ８年第４期　顶时大都能处理掉．临时支护承受的主要是锚杆孑Ｌ　施工震动造成的嵌顿岩块及离层薄岩层脱落产生　的自重力．所以，临时支护承受的荷载一般不超过　５　ｋＮ／Ⅱｌ２。　ｌ８　ｋ　ｍ轻轨、西８９　ｍｍ钢管等各种不同材料均　能作为前探梁使用，也说明这部分荷载是比较小的。　２　围岩维护需要的临时支撑力　根据围岩松动圈理论．围岩在全应力一应变过　程中．依据岩石体积应变曲线分成两个阶段：在弱化　段．称为“碎胀一期”，体积膨胀增长较快：在残余强　度段，称为“碎胀二期”，体积膨胀增长较平缓。这说　明在“碎胀一期”大量裂隙张开贯通．而“碎胀二期”　则是一种岩石结构滑移现象。　“碎胀一期”变形量是在相对较高应力作用下产　生的．依靠支护阻力限制其发生与发展将付出较高　的成本与代价　该阶段破裂围岩尚处于相对稳定状　态．因此，不必要以较高的成本来控制“碎胀一期”的　围岩变形，应让其释放变形。　在“碎胀二期”的流动变形阶段．破裂岩块在残　余应力作用下将产生较大的滑移变形．裂缝扩张度　增加。若支护不及时或支护不当．将会造成围岩失稳　冒落　及时合理的支护阻力将碎胀变形控制在“碎胀　一期”的末段或控制在“碎胀二期”的初段．将能实现　以最小的支护成本取得最佳的支护效果　由开挖后围岩的状态和变形特点可以看出．临　时支护对围岩维护的作用是控制松动围岩的早期离　层．防止松动圈外层的岩体离层脱落．防止松动破坏　持续向岩体深部发展　但为了充分发挥松动围岩的　卸载作用．１临时支护不应阻止松动圈的发展形成．否　则就不经济　根据以上理论．结合锚杆的初锚力确定临时支　护的荷载　锚杆要以一定的初锚力安装．然后随着围岩的　变形．渐渐达到工作锚固力．形成“支架一围岩”体　系．共同维持围岩稳定　如临时支护对顶板的支撑力　大于锚杆的初锚力．则必然会造成新施工的锚杆和　悬吊临时支护的锚杆处围岩反复加载、卸载，对松动　圈外层造成新的破坏。因此．临时支护对顶板的支撑　力不应大于锚杆的初锚力　根据《煤矿支护手册》，锚杆的预应力（初锚力）　大小与锚杆尾部的螺纹公称直径及安装时施加的预　紧扭矩有关，其推荐的换算公式为：　Ｆ＝５．２５×　／Ｄ　（１）　２０ｏ８年第４期　式中　一一初锚力，ｋＮ：　胁一预紧扭矩，Ｎ．ｍ；　李堂：锚杆支护巷道临时支护强度分析　表３不同锚杆间排距对应的临时支护载荷　间排距／ｍ　１×ｌ　载／ｋＮ　ｌ０　ｌ２．３　ｌ５．６　锚杆螺纹的公称直径．ｍｍ。　目前，我国很多煤矿锚杆支护以Ｑ２３５普通圆　钢锚杆和２Ｏ　ＭｎＳｉ螺纹钢锚杆为主．直径１４　２７　ｍｍ。锚杆支护的间、排距普遍在６００～ｌ　０ｏ０ｍｍ之　间。大多数煤矿使用气动锚杆钻机安装锚杆并对锚　杆进行预紧．常用锚杆钻机的额定转速在２４Ｏ　２６０　０．９×０．９　０．８×Ｏ．８　０．７×０．７　Ｏ．６ｘ　Ｏ．６　２０．４　２７．８　由表３可以看出，对围岩施加相同的支撑力．锚　杆间排距与支撑力所产生的支撑强度成反比．即间　ｒ／ｍｉｎ．最大额定扭矩约ｌ２０～ｌ３Ｏ　Ｎ・ｍ。锚杆安装标　准规定．锚杆的预紧扭矩不小于１０ｏ　Ｎ．ｍ　煤矿常用锚杆在不同扭矩下的理论初锚力见表　２　表２煤矿常用锚杆的理论初锚力　ｋＮ　由于锚杆规格、品种繁多．各种锚杆在螺纹形　式、螺母材质、加工精度等方面存在较大差异，螺母　与支撑面的摩擦系数及螺旋的摩擦系数变化也很　大。煤科院吴志刚研究发现．预紧扭矩中只有ｌ０％　用于产生预紧力．其余９０％用于克服螺纹以及螺母　与垫板间的摩擦。因此，通过《煤矿支护手册》推荐　的公式计算出的初锚力与现场实测存在较大差距。　例如．杆体直径为２２　ｍｍ的全螺纹钢锚杆在施加　３００　Ｎ．ｍ预紧扭矩时．理论初锚力为７１．６　ｋＮ．而实　测得到后预紧力仅为ｌ０～１６　ｋＮ　根据发达国家的经验及国内学者的研究．锚杆　的初锚力对提高围岩的自承力和控制围岩变形具　有重要作用．预紧力应达到锚杆屈服强度的１／２。而　我国由于受施工机具、锚固剂质量、材料加工水平　等因素制约．煤矿锚杆的初锚力通常只有ｌ０～２０　ｋＮ　这一客观事实也说明，初锚力在１０～２０　ｋＮ范　围内是能适应现阶段国内煤矿的大多数围岩条件　的。因此．选取１０　ｋＮ作为临时支护强度设计依据较　符合目前的实际情况。　不同锚杆间排距下临时支护强度按１Ｏ　ｋＮ／ｍ　计算出的临时支护载荷见表３。　排距越小，支撑力产生的支撑强度越大。这也与围岩　条件不好．锚杆间排距相应缩小．需要的支撑强度高　等实际情况是相吻合的　本文认为选取１０　ｋＮ／ｍ　作为锚杆支护巷道的　临时支护强度的设计依据．是符合目前国内煤矿实　际情况的　参考文献：　［１］　陈炎光，陆士良．中国煤矿巷道围岩控制［Ｍ］．徐州：中国矿业　大学出版社．１９９４．　［２］　曹红波，杜长龙．巷道ｆ临时支护结构分析【Ｊ】．矿山压力与顶板　管理，ｌ９９７，（４）：ｌ７ｌ—ｌ７３．　［３］　李志强，王树璞．掘进＿Ｔ作面临时支护设备的现状与发展［Ｊ］．　煤炭科学技术，１９９７，（９）：４ｌ～４４．　［４］　董方庭．巷道围岩松动圈支护理论及应用技术［Ｍ］．北京：煤　炭ｌ丁业出版社．２０ｏ１．　［５］　窦林名，邹喜正．煤矿围岩控制与监测［Ｍ］．徐州：中国矿业大　学出版社．２０ｏ７．　［６］　邵明建．锚杆预应力与巷道支护效果的关系研究［Ｄ］．北京：巾　国煤炭科学研究总院北京开采所．２ｏ０７．　［７］　吴志刚．测力锚杆力学模型分析［Ｊ］．煤矿开采，２００８，（１）：　１　３～１４．　作者简介：李　堂（１９７２一），男，山东枣庄人，ｌ９９５年毕　业于中国矿业大学矿井建设专业．贵州枣矿能源公司技术部　工程师。　（收稿日期：２０ｏ８一ｌＯ一２５）　（上接第３２页）　［４］　方新秋，钱鸣高，曹胜根．不同顶煤条件下支架Ｔ作阻力的确　定［Ｊ］，中国矿业大学学报，２０ｏ２，（２）：６９～７４．　作者简介：夏永学（１９８０一），男，湖南郴州人，２００５年毕业　于湖南科技大学能源学院采矿工程专业，硕士，煤炭科学研　究总院开采设计研究分院助理工程师。　（收稿日期：２ｏｏ８一Ｏ６一ｌ６）